基于负煤柱巷道布置的煤矿冲击地压防治技术研究

王志强1,2,3,乔建永4,武 超1,2,3,宋梓瑜1,2,3,沈 聪1,尹清华1,赵景礼1,2,3

(1.中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院,北京 100083;2.中国矿业大学(北京) 共伴生能源精准开采北京市重点实验室,北京 100083;3.中国矿业大学(北京) 煤炭安全开采与地质保障国家级实验教学示范中心,北京 100083;4.北京邮电大学,北京 100083)

摘 要:为了解决华丰煤矿冲击地压频发、破坏严重的安全生产难题,采用理论分析、相似模拟、数值模拟等综合研究方法,分析了华丰煤矿冲击地压发生的影响因素,在此基础上,提出了“负煤柱”理念,作为一种有效的防冲开采技术,对负煤柱巷道布置防治冲击地压机理进行了分析研究,并提出了负煤柱开采保护层的防冲新方法。研究结果表明:巨厚砾岩层、煤层埋深是华丰煤矿冲击地压的动力能量来源;在高应力作用下,回采工作面会形成煤柱型冲击地压,而煤层倾角32°是造成工作面上平巷冲击地压频发的原因;负煤柱巷道布置开采突破了巷道承载与埋深相关的常识性束缚,负煤柱开采保护层的新方法实现了被保护层充分、连续卸压;生产实践中,结合负煤柱巷道布置开采的矿山压力显现特征,工作面巷道变形得到有效控制,工作面推进速度显著提高,实现了冲击地压的“有震无害”及冲击地压工作面的安全开采。

关键词:冲击地压;大倾角;巨厚岩层;负煤柱;保护层

中图分类号:TD324

文献标志码:A

文章编号:0253-2336(2019)01-0069-09

王志强,乔建永,武 超,等.基于负煤柱巷道布置的煤矿冲击地压防治技术研究[J].煤炭科学技术,2019,47(1):69-78.

doi:10.13199/j.cnki.cst.2019.01.009

WANG Zhiqiang,QIAO Jianyong,WU Chao,et al.Study on mine rock burst prevention and control technology based on gateway layout with negative coal pillars[J].Coal Science and Technology,2019,47(1):69-78.

doi:10.13199/j.cnki.cst.2019.01.009

收稿日期:2018-11-11;

责任编辑:曾康生

基金项目:国家自然科学基金青年基金资助项目(51404270);国家自然科学基金面上资助项目(51774289);中央高校基本科研业务费专项基金资助项目(2011QZ06)

作者简介:王志强(1980—),男, 内蒙古呼伦贝尔人,副教授,博士生导师,博士。E-mail:wzhiqianglhm@126.com

Study on mine rock burst prevention and control technology based on gateway layout with negative coal pillars

WANG Zhiqiang1,2,3,QIAO Jianyong4,WU Chao1,2,3,SONG Ziyu1,2,3,SHEN Cong1,YIN Qinghua1,ZHAO Jingli1,2,3

(1.School of Energy and Mining EngineeringChina University of Mining & Technology (Beijing), Beijing 100083,China;2.Beijing Key Laboratoryfor Precise Mining of Intergrown Energy and Resources, China University of Mining and Technology (Beijing),Beijing 100083,China;3.NationalDemonstration Center for Experimental Safe Coal Mining and Geological Guarantee Education,China University of Mining and Technology(Beijing), Beijing 100083,China;4.Beijing University of Posts and Telecommunications, Beijing 100083,China)

Abstract:In order to solve the serious damage safety production problems of the mine rock bursts frequently occurred in Huafeng Mine, a theoretical analysis, similar simulation, numerical simulation and other comprehensive study method were applied to study and analyze the factors affected to the mine rock bursts occurred in Huafeng Mine. Based on the circumstances, a "negative coal pillar" idea was provided and could be an effective mining technology with the rock burst prevention. An analysis and study was conducted on the rock burst prevention mechanism of the negative coal pillar gateway layout. The paper stated the new characteristics of the overburden strata migration in the negative coal pillar gateway layout. A new method of the protective layer for the non pillar mining was provided. The study result showed that the geological tectonics and the seam depth would be the dynamic energy sources of the mine rock burst in Huafeng Mine. Under the function of the high stress, the coal mining face in Huafeng Mine would appear a coal pillar type rock burst and the 32° inclination of the seam would be the cause of the mine rock bursts frequently occurred in the top gateway of the coal mining face. It was found that the load of the gateway was only related to the height of the caving zone and could change the common sense understanding on the seam depth related. The new method of the protective layer for the non coal pillar mining could realize the protected layer to have fully and continuously the pressure released. In the production practices, in combination with the two methods of the mining with the negative coal pillar gateway layout and the non coal pillar mining with the protective layer, the gateway deformation of the coal mining face was effectively controlled and the pushing rate of the coal mining face was obviously improved. The rock burst seam with “seismic and non-damage” was realized and the safety mining of the coal mining face with the rock burst was realized.

Key words:mine rock burst; high inclined angle; super thick rock stratum; negative coal pillar; protective layer

0 引 言

冲击地压作为一种特殊的矿压显现形式,近年来随着煤矿开采深度的不断增加,其危害日趋严重。我国煤矿自1933年在抚顺胜利煤矿首次发生冲击地压以来,截至到2016年冲击地压矿井数量达到167对,山东省内冲击地压矿井56对,近年来每年都有因冲击地压导致的人员伤亡事故,冲击地压的有效防治已成为我国井工煤矿亟需解决的主要问题。

国内外学者针对冲击地压的机理和防治作了大量研究,文献[1-2]表明覆岩移动造成的煤岩应力扰动具有重要作用。因此,多年来研究人员致力于探索冲击地压发生机理、冲击倾向性指标确定以及冲击地压的预报和防治工作,提出了多种理论模型及防治技术。姜耀东等[3]总结了我国煤矿冲击地压灾害发生的特点,分析了冲击地压、岩爆和矿震之间存在的联系和区别,建立了煤矿冲击地压的3种力学模型;杨随木等[4]总结分析了冲击地压发生的条件,认为只有同时满足内在条件、结构条件和应力条件时才会发生冲击地压;齐庆新等[5]指出断层的构造应力是导致冲击地压发生的主要原因,受邻近采区残余应力的影响,采动应力也会诱发掘进巷道发生冲击地压;李少刚[6]认为华丰煤矿4号煤层上方存在的近550 m巨厚砾岩,由于岩层厚,在其破断、移动时,产生强烈的震动,释放大量的能量,对工作面造成强烈冲击,同时发现破断中心距巷道越近,则传播到巷道的能量越大,越容易引发冲击地压,在此基础上,初步提出采用覆岩离层注浆技术控制砾岩的移动,从而降低冲击地压产生的破坏性。近年来的现场实践也表明,深部开采强矿压显现已经超出直接顶与基本顶范围,高位坚硬岩层的破断移动诱发动力灾害日益显著。文献[7-9]将关键层作为研究对象,依据断裂步距计算其弹性能及对工作面冲击地压发生的影响。

华丰煤矿曾发生破坏性冲击地压108次,是全国最为典型的冲击地压矿井,该矿对冲击地压的防治措施包括开采保护层、留设小煤柱、微震监测与超前卸压等,但从效果来看,工作面上平巷变形量大且冲击地压时有发生。笔者基于华丰煤矿地质与回采技术条件,对该矿区冲击地压影响因素进行深入研究,在此基础上,提出了“负煤柱”巷道布置方式,研究其机理与覆岩移动特点并将其用于下保护层开采,防冲效果显著。

1 华丰煤矿冲击地压影响因素

华丰煤矿1411工作面现开采4煤,平均煤厚6.2 m,平均倾角32°,工作面埋藏深度达到1 200 m,煤层具有强冲击倾向性,顶板具有弱冲击倾向性,一次性采全高放顶煤开采,工作面间原留设煤柱宽为20 m,工作面日进尺1 m。4煤下方有6煤,其平均厚度1.1 m,层间距平均40.35 m,作为4煤工作面保护层先期开采。4煤上覆古近系砾岩直接覆盖于奥灰之上,由西南向东北厚度逐渐增加,钻孔揭露最大厚度1 008 m,呈现锥形几何形态。

1.1 巨厚砾岩对冲击地压发生的影响

巨厚砾岩厚度大、强度高,其破断移动影响大、释放能量多,会引发强烈的冲击地压动力灾害,是华丰煤矿冲击地压发生的动力能量来源。砾岩发生断裂时,内部聚积的弹性能分别为

(1)

(2)

式中:Uw0Uwp分别为砾岩初次断裂与周期破断聚积的弹性能;q为砾岩承载载荷;J为砾岩梁惯性矩,J=h3/12,h为砾岩厚度;L0Lp分别为砾岩的初次断裂与周期裂断长度;E为砾岩弹性模量,取4.92×104 MPa。

当砾岩发生破断时,上述能量以震动、地震波的形式释放出来。从砾岩的破断处开始,在长度为dl的范围内,能量的变化值为dU。在通过距离l后,有一定比例的能量损失,其变化可以写成

-dU=λUwdl

(3)

式中:λ为能量衰减系数。

因此,砾岩破断产生的能量到达巷道或工作面时,由于部分能量的损失,其剩余能量为

Uf=Uwe-λl

(4)

这里Uwl=0时的震动能量;能量的衰减系数λ与巷道和工作面类型、震中释放能量的大小有关。震中释放的能量越大,λ也越大,一般取0.012~0.039。传播到巷道和工作面的能量与震中释放能量、传播距离之间的关系如图1所示(ML表示里氏震级)。由图1可知,砾岩破断释放的震动能量Uw越大,传播到巷道或工作面的能量Uf也越大,越容易发生冲击地压;砾岩破断的位置距巷道或工作面越近,传播到巷道或工作面的能量Uf也越大,也越容易发生冲击地压。

图1 Uf与震中能量、传播距离l的关系
Fig.1 Relationship between Uf and epicenter energy and propagation distance l

根据相关资料显示:砾岩断裂分别发生在距工作面232、377、551、899、1 189、1 566 m处,按式(1)、式(2)、式(4)计算得到断裂时砾岩聚积的弹性能最小为1.22×106 J,最大为 3.17×106 J、到达工作面的能量最小为(1.4~8.3)×104 J、最大为(2.6~14.8)×105 J。从能量级别来看砾岩断裂对采场影响的震级在1.5~2.5级,处于冲击地压发生的危险级别之内,砾岩断裂运动是矿井冲击地压能量的来源之一。

1.2 埋深对冲击地压发生的影响

随着开采深度的增加,煤层自重应力与煤岩体中的弹性能也随之增加,假设煤层采深为H,其3个方向自重应力σxσyσz

σz=γH

(5)

(6)

式中:μ为泊松比;γ为覆岩容重。

则煤体中体积变形聚集的弹性能Uv

(7)

假设煤的单轴抗压强度为Rc,则破碎单位体积煤块所需能量U1

(8)

Uv>U1时理论上存在发生冲击地压的可能性,结合华丰煤矿实际情况,H=1 200 m,γ取25 kN/m3μ=0.42,E取18 GPa,Rc=25 MPa,则Uv=0.026 J>U1=0.017 J,因此埋深是华丰煤矿冲击地压的又一能量来源。

1.3 煤层厚度与采高对冲击地压发生的影响

华丰煤矿4煤厚度6.2 m,可采用分层开采或厚煤层综合机械化放顶煤工艺,华丰煤矿在一采区1409、1410工作面采用综合机械化放顶煤开采,而在二采区为避免冲击地压发生,布置了包括2409工作面在内的分层开采工作面,现对不同开采高度工作面载荷分布进行对比研究(图2)。

图2 不同采高工作面应力分布云图
Fig.2 Cloud diagram of stress distribution in different mining heights

如图2a所示,采用分层开采,当顶分层达到充分采动后,沿倾斜方向应力集中系数为1.78~2.00,在靠近上巷区域存在显著的应力集中,应力集中系数达到2.08;如图2b所示,采用分层开采,中分层工作面上、下两巷均处于低应力区,应力集中系数仅为0.22,沿工作面倾斜方向,应力集中系数仅为0.13;如图2c所示,采用放顶煤全高开采时,工作面倾斜方向应力集中系数为0.625~1.250,两侧回采巷道应力分布相似,支承应力集中系数为1.250~1.875。

从应力分布情况来看,采用放顶煤开采应力分布较分层开采顶分层小,分布范围较为集中,分析其原因认为分层开采的顶分层直接受顶板的影响,在具有冲击倾向性顶板条件下,顶分层不可避免地发生冲击地压,而放顶煤开采由于机采高度较小、工作面上方为顶煤,其应力集中程度较顶分层要低。

1.4 煤层倾角对冲击地压发生的影响

4煤平均倾角为32°,属于大倾角煤层,国内外研究表明,30°~35°是冒落矸石的自然安息角,超过该角度时,冒落的顶板将沿倾斜向下滚落,形成工作面倾斜方向下端充填满、上部悬空的特点,如图3所示。

图3 4号煤层工作面覆岩移动特征
Fig.3 Characteristics of overlying strata movement in No.4 coal seam working face

从图3所知,大倾角煤层开采过程中,当顶板发生移动、垮落后,受倾角影响,垮落的矸石向工作面下端滑移,在工作面上、中、下形成不同的充填状况,工作面下端充填较好,且上覆较为坚硬的顶板与实体岩层一侧形成铰接结构;工作面中部充填与压实均较好;工作面上部呈现悬空状态,坚硬顶板与上方煤柱之间的力学联系弱,容易发生失稳,且煤柱受双侧采动影响,在相似模拟试验条件下已发生失稳。

从煤层倾角形成的工作面三区对冲击地压发生的影响进行分析,工作面下部充填较好,且坚硬顶板与下方实体岩层之间形成铰接结构,这2种条件对工作面的下平巷起到保护作用,巷道承受动压影响较小。

工作面上平巷侧处于悬空状态,且顶板坚硬岩层易发生失稳,当顶板发生失稳,易对工作面上平巷造成强大动载影响,当上覆存在如华丰煤矿巨厚砾岩条件下,强大的动力作用于工作面上平巷,因此,倾角是引发上巷发生冲击地压的主要原因。

1.5 巷道布置对冲击地压发生的影响

传统上,在实体煤内部选择接续工作面相邻巷道布置,依据一侧采空、实体煤内支承压力分布与分区机理如图4所示。

Ⅰ—破碎区;Ⅱ—塑性区;Ⅲ—弹性区;Ⅳ—原岩应力区
图4 一侧采空、实体煤内支承压力分布与分区
Fig.4 Stress distribution and zoning of one side goaf and solid coal

从图4可知,在布置接续工作面相邻巷道时,分为留煤柱与沿空掘巷,其中,留煤柱要求布置在X正轴右侧Ⅲ区靠近Ⅳ区的位置,即可避免侧向支承压力曲线的峰值,巷道位置围岩又处于弹性状态,便于掘进与维护;而沿空掘巷则要求将巷道布置在Ⅱ区靠近I区位置,既可提高采出率,又可避开侧向支承压力曲线的峰值。图4中极限平衡区宽度x0

(9)

式中:K为应力集中系数;p1为巷道煤帮的支护阻力;m为开采厚度;C为煤体黏聚力,取1 MPa;φ为煤体的内摩擦角,取24°;f为煤层与顶底板接触面的摩擦因数;ε为三轴应力系数,ε=(1+sin φ)/(1-sin φ)。

华丰煤矿在开采具有严重冲击地压危险性的4煤中,结合图4可以看出,受双侧采空、煤层倾角影响,煤柱倾斜下方失去支撑,上一采空区充填较好,而煤柱承受的总载荷近似为

(10)

式中:B为煤柱宽度;D为采空区宽度;δ为采空区上覆岩层垮落角,取60°。

煤柱单位面积上应力为

(11)

结合华丰煤矿地质与回采技术参数,假设20 m煤柱中部仍处于弹性状态,也即完全承担上覆岩层载荷,结合式(10)和式(11)得到煤柱单位载荷为239.3 MPa,考虑单侧采动、1 200 m埋深相应的原岩应力为30 MPa,则有K=4,将应力集中系数代入式(9),得到x0=9.4 m。

按照《煤矿安全规程》 “冲击地压煤层开采-严重冲击地压厚煤层中的所有巷道应布置在应力集中圈外”的要求,原留设20 m护巷煤柱满足要求,但又与 “开采严重冲击地压煤层时,在采空区不得留有煤柱”相矛盾,20 m煤柱承载较大,由构造与埋深形成应力集中,导致煤柱型冲击地压的发生。

为改善原留20 m煤柱冲击地压频发的现象,4煤曾采用留设7 m护巷煤柱,从计算得到极限平衡区宽度为9.4 m,巷道正好处于应力峰值下方,因此造成原1410工作面冲击地压频发、破坏严重。

再进一步对巷道整体结构进行分析,在支架与围岩体系的组成中,基本顶为厚而坚硬的中砂岩,而且其回转变形为给定变形,可视基本顶岩层为刚性体,而且是支架围岩体系的上部边界。因此,支架与围岩体系可视为由具有一定刚度的直接顶、支护体和底板组成的,对4煤工作面上平巷建立刚度模型,得式(12)为

(12)

其中:Gs为支护体的刚度;Gr为直接顶的刚度,且有Gr=E′/h′,E′为直接顶的弹性模量,h′为直接顶的高度。直接顶不同,其刚度也不同,进而对支架围岩体系产生的影响也不同;Gf为底板刚度,Gf可通过分析底板抗压的特性来获得,通过对底板比压的调整,可忽略其影响,因此式(12)可简化为

(13)

由于7 m宽煤柱正处于双侧采动应力峰值下方,其承载为239.3 MPa,直接顶为2.6 m厚粉砂岩,弹性模量取36 GPa,则可得到巷道支护体刚度与变形之间的关系为

式中:H′为巷道高度,m;w为现场观测巷道顶板下沉量,取0.017 3 m

对巷道支护形成的刚度与巷道变形之间的关系进行分析发现,在4煤回采条件下,如保证巷道发生较小变形量,必然需要大刚度;反之,如巷道支护刚度较小,巷道必然发生大变形,二者是一对矛盾体,现有支护材料条件下,在支护体刚度与巷道变形之间很难达到平衡,这也可以间接解释2006年9月9日的“9·9”冲击地压事故原因,巷道围岩变形量达到2.3~2.5 m,冲击地压范围内的巷道几乎被完全摧毁。

1.6 保护层开采对冲击地压发生的影响

《煤矿安全规程》 “冲击地压煤层—开采煤层群时,应优先选择无冲击地压或弱冲击地压煤层作为保护层开采……在未受保护的地区,必须采取放顶卸压、煤层注水、打卸压钻孔、超前爆破松动煤体或其他防治措施”。理论与实践证明,保护层开采是彻底消除被保护层动力灾害的有效手段[10-11],目前保护层开采作为区域性防治措施已经成为首选[12-14]

华丰煤矿6煤平均厚度1.1 m,与4号煤层平均间距40.35 m,其下保护层开采如图5所示。

图5 下保护层开采卸压范围示意
Fig.5 Schematic diagram of lower protective layer mining relief range

1410工作面回风巷侧为已开采的1409工作面,其下方43 m为已开采的1611工作面,作为1410工作面的保护层,其煤柱边缘距离4煤工作面回风巷的水平距离5~15 m不等,煤柱倾向长度平均为20 m。

以1409工作面为例,以6煤残留煤柱对4煤的影响进行计算分析,残留煤柱区位置的埋深达到1 030 m,按岩体平均容重γ=25 kN/m3,则岩体自重应力为25.75 MPa,根据已有数据,孤岛煤柱的垂直应力集中系数为3.3,则此处煤体应力为84.98 MPa,已经远大于煤体单向抗压强度20 MPa。残留煤柱区正上方的4煤应力没有被释放,受残留煤柱形成的“孤岛”效应影响在该区域产生应力集中,应力集中系数3,静水压力按埋深载荷计算为24.68 MPa,该处集中应力达到σ=74.04 MPa。残留煤柱上方4煤的其他位置已经受保护层的开采而发生应力释放,根据相关研究取应力松弛系数为0.8,由于靠近工作面回风巷,考虑受侧向支承压力影响应力集中系数为1.5,则残留煤柱周边煤体应力σ′=0.8×1.5×24.68=29.62 MPa。

4煤中由于残留煤柱区与周围区域的应力差:Δσ=44.42 MPa,强大的应力差导致残留煤柱区边缘的煤体具有很大的不稳定性。对华丰煤矿开采6煤保护层对4煤的卸压效果进行分析,在应用中存在如下2个问题。

1)受卸压边界线与煤柱的影响,保护层6煤开采对被保护层4煤的保护范围有限如图6所示,保护范围计算见式(14)为

a=L-H0(cot β+cot ω)

(14)

式中:a为被保护层可安全开采范围;L为6煤中工作面开采长度;β为下山卸压角;ω为上山卸压角;H0为煤层层间距。

图6 保护层开采卸压效果示意
Fig.6 Schematic of pressure relief effect of protective layer mining

2)考虑6煤的卸压边界,认为4煤沿倾向下端存在未受保护区域,同时,由于煤柱、卸压边界以及煤层层间距的综合因素,同水平内保护层与被保护层工作面无法一一对应,并且被保护层实现充分卸压工作面的长度小于保护层工作面。认为下保护层在应用中存在如下问题:①保护层与被保护层之间距离过远,如被保护层位于保护层工作面覆岩的裂隙带上方,无法实现充分卸压;②保护层与被保护层之间距离过近,受煤柱与卸压边界线的影响,被保护层卸压范围及效果有限,甚至可能是高应力集中区域,存在安全上的问题,并且倾向上充分卸压区域小于保护层工作面的长度。

2 负煤柱巷道布置及在保护层开采中应用

依据国内外研究,文献[16-18]认为地质构造、煤体构造及压力分布是引发动力灾害的主要条件;文献[19-21]认为动力灾害受构造扰动的影响,与构造扰动带位置密切相关,同样强调了岩体应力的重要作用;前苏联在1974年确定了地质构造特征是决定冲击危险性的主要地质因素[22];文献[23-24]提出了影响动力灾害的8项地质因素,同样认为高地应力或高构造应力以及地质扰动是主要的影响因素;文献[25-26]通过现场工程概括了动力灾害与构造等的关系。综合上述,将冲击地压的发生归结为8个因素为:活动构造、最大主应力、应力梯度、顶板岩性、煤体构造、煤层倾角变化、煤层厚度及开采深度。前述结合华丰煤矿地质、回采技术条件,分别对构造、埋藏深度、煤层厚度、倾角、巷道布置与保护层开采几个地质与回采技术因素进行了分析研究,认为巨厚砾岩移动与埋藏深度是构成华丰煤矿4煤冲击地压的主要动力来源,在此基础上,就针对华丰煤矿巷道布置、煤柱留设与保护层开采几个大的方面展开针对性的研究。

2.1 负煤柱巷道布置开采

华丰煤矿4煤的煤柱宽无论留设20 m、还是7 m煤柱,受构造、埋深提供的动力,在32°大倾角影响下,留煤柱开采存在上巷发生冲击地压的危险性;另外,4煤顶板具有弱冲击倾向性,需要把煤柱与巷道顶板岩层的问题一并提出解决方案,结合煤层倾角,华丰煤矿首先改造工作面下巷在煤层中的层位,如图7所示。

1—工作面进风巷(下巷);2—工作面回风巷(上巷);
3—接续工作面回风巷;4—煤柱
图7 华丰煤矿巷道布置改革方案
Fig.7 Reform plan of roadway layout in Huafeng Coal Mine

如前述研究结果可知,如依据“一侧采空、实体煤一侧支承应力分布与分区”机理,无论留20 m还是留7 m煤柱,巷道及煤柱承载大,易引发煤柱型与顶板型冲击地压,且巷道维护难度大,综合大倾角煤层开采提出采用负煤柱巷道布置方式,结合图4所示,对负煤柱巷道布置机理进行研究。

负煤柱巷道布置在采空区下方,也即X坐标轴负轴的位置,与布置在原点右侧X正轴相比,称“负煤柱”,从煤柱的实际留设尺寸上来看,形成了无煤柱。

另外,可以看出负煤柱巷道布置类似于分层开采中、下分层内错式布置,其上覆承受载荷仅为受垮落的矸石重量,既摆脱了X正轴布置巷道载荷、围岩性质与煤炭损失之间的矛盾,又摆脱了巷道受埋深影响带来的承载问题,对于我国深部开采巷道难维护现状具有积极意义。负煤柱布置与留煤柱开采相比,如图8所示。

图8 煤柱尺寸对覆岩移动的影响
Fig.8 Influence of coal column size on overburden movement

负煤柱巷道布置接续工作面相邻巷道与覆岩移动如图8a所示,从图8a中可以看出,接续工作面开采期间工作面上巷受首采工作面铰接岩梁的保护,仅承担小部分垮落矸石的质量,证明了前述机理分析的摆脱了埋深的影响;且接续工作面开采后,由于负煤柱巷道布置,相邻两工作面覆岩移动形成一个整体,这是负煤柱巷道布置开采与传统留煤柱开采在岩层移动的显著区别,也为后续的保护层开采提供基础理论。

留煤柱开采覆岩移动如图8b所示。从图8b中可以看出,上一工作面开采结束后,在倾斜下方岩层形成铰接结构,给煤柱上方岩层提供一个较大的侧向支撑,因此改变了近水平煤层条件下一侧自由的状态,覆岩与煤柱更易积聚大量的弹性能;从巷道布置位置来看,受一侧采空影响,接续工作面相邻巷道不仅承受上覆岩层重量,同时采空区上覆岩层重量也要由接续工作面相邻巷道一侧承担,也即留煤柱开采巷道承载不仅与埋深有关,且受采空区侧向支承应力影响。

前述给出巷道选择位置机理与巷道载荷特点,由于华丰煤矿受埋深与巨厚砾岩双重载荷影响,在采空区侧向支承应力作用下,巷道载荷巨大,难以维护,且具有强烈冲击地压发生危险性,如前节中得出现巷道支护刚度与巷道变形之间不可调和,现结合负煤柱巷道布置开采,对其冲击地压发生机理进行分析。

由于采用负煤柱巷道布置,与留煤柱巷道顶板岩层不同,属于破碎矸石,文献[27]给出相同高度破坏后的围岩刚度为破碎前的24.6%,如果进一步考虑垮落带高度的增加,顶板岩层的刚度进一步降低,在此取刚度衰减系数η,将式(13)调整为

(15)

与留煤柱开采的式(13)相比,采用负煤柱巷道布置显著降低了巷道及围岩的刚度,进一步对巷道围岩系统的刚度与围岩变形进行分析,得式(16)为

P′=GS

(16)

式中:P′为巷道及围岩系统承受载荷;S为巷道变形量,m。

结合华丰煤矿4煤地质与回采技术条件,负煤柱巷道受60°角垮落线保护,巷道覆岩厚度11.78 m,巷道承载0.294 MPa,不考虑巷道变形,仅考虑顶板破碎松散矸石压实的变形量为

(17)

式中:Kp为岩石碎胀系数,取为岩石残余碎胀系数,取1.05。

代入式(15)中,考虑负煤柱巷道受破碎矸石压实,则GS仅为76.1 MPa,与留煤柱开采相比,几乎可以忽略,因此,证实了负煤柱巷道支护刚度在冲击地压防治的机理上,与留煤柱开采相比出现重大变化,对巷道刚度的要求出现102数量级的降低,这对于冲击地压矿井具有重要的参考意义。

2.2 负煤柱巷道布置开采在下保护层开采中的应用

6煤作为4煤的下伏保护层开采[28],由于原6煤开采期间留煤柱开采,因此每个6煤工作面对应一个4煤被保护区域,而煤柱对应区域应力集中,增加发生冲击地压的概率,也即现有保护层开采对被保护层卸压范围与效果有限,且卸压区之间属于煤柱对应的高应力区,需要辅以其他卸压工序。

针对上述问题,提出在保护层中布置负煤柱回采工作面,以实现对被保护层的充分、连续卸压效果,保护层中各工作面的布置形式如图9所示。区段进风巷2沿煤层顶板布置,回风巷沿煤层底板布置,接续工作面区段回风巷布置在上一工作面区段进风巷2的下方,这样在相邻工作面之间实现了 “负煤柱”搭接。由于取消了区段护巷煤柱的存在,接续工作面回采到一定范围后,其顶板移动与首采工作面将会形成一个整体,体现出单一超长工作面的移动特点。因此,结合覆岩“三带”划分与保护层的应用效果认为,这种搭接方式存在如下特点:

1—区段回风巷;2—区段进风巷;3—上山方向临时卸压边界线;
4—上山方向最终卸压边界线;5—下山方向卸压边界线;
6—运输大巷;7—回风大巷
图9 保护层开采方案优化模型
Fig.9 Optimization model of protective layer mining scheme

1)多个工作面覆岩形成整体移动,采场覆岩导水断裂带高度上升,为实现远距离被保护层的卸压提供可行性。

2)搭接工作面覆岩的整体性移动随着接续工作面个数的增加可对被保护层形成反复采动影响,卸压效果更有利。

从图9可知,采用负煤柱布置,当本工作面开采期间存在的上山方向的边界卸压线,在与接续工作面形成负煤柱搭接后,对被保护层的影响消失,因此称其为临时卸压边界线,在被保护层开采期间,不会受到临时卸压边界线的影响,即在被保护层中可以实现连续卸压。

3)对被保护层工作面沿倾向的卸压效果更充分。其卸压充分程度可借鉴地表沉陷达到充分采动的公式为

ΣL=(1.2~1.4)H0

(18)

式中:ΣL为保护层开采的多个无煤柱工作面累加计算的倾斜长度;1.2~1.4为地表下沉达到充分采动的经验系数。

4)从开采时间上来看,在保护层完成2个工作面的开采后即可进行被保护层的开采。但是,考虑被保护层随着负煤柱搭接工作面个数的增加会产生反复卸压,因此,建议当整个采区保护层开采结束后再进行被保护层的开采,安全上更有利。“负煤柱”开采保护层对被保护层的卸压效果如图10所示。

图10 保护层开采对被保护层的卸压效果
Fig.10 Pressure relief effect of protective layer mining on protected layer

从图10a可知,4煤处于6煤开采后形成裂隙带的中上部,卸压效果有限。另外,工作面倾向方向上存在着上山和下山2个方向的卸压边界,在卸压边界的影响下,造成4煤受到保护的区域明显小于6煤的开采范围,没有实现连续卸压。

因此,认为4煤未实现倾斜方向的充分、连续卸压以及卸压范围小的主要原因包括:保护层倾斜方向开采范围有限、卸压边界线、层间距以及护巷煤柱。

华丰煤矿6煤采用负煤柱开采布置如图10b所示。从图10b中可以看出,采用负煤柱开采方案,形成搭接的工作面上覆岩层在接续工作面开采期间形成整体移动,原本每个工作面均存在的上山方向的卸压边界在接续工作面开采时消失,6煤对4煤的保护范围仅仅受到首采面下山方向的卸压边界与正在回采的接续工作面上山方向的卸压边界。因此,4煤处于连续卸压状态,即在卸压边界内不存在未受保护区域。同时,接续工作面与首采工作面形成整体,裂隙带高度升高,因此上一工作面开采期间4煤的受保护区域经历二次卸压,并且4煤在裂隙带中的相对层位逐渐降低,认为卸压更加充分,可以推断,当形成多个搭接工作面时,4煤受保护范围连续扩大,并且保护范围从上到下经历多次卸压。相对于留煤柱开采方案,体现出卸压范围连续、卸压效果更充分,可实现被保护层的安全、经济开采。

3 现场实践与应用效果负煤柱巷道布置现场应用

华丰煤矿为了实现4煤安全高效开采,在原留设7 m煤柱基础上,对4煤接续面上巷位置进行长期试验研究,如图11a所示,上巷位置距支承应力峰值先后经历了1、6、10 m的试验方案,直到最后确认负煤柱巷道布置,距离支承应力峰值15 m;另外为了根治6煤作为保护层留煤柱开采造成的4煤应力集中而产生的冲击地压频发的问题,在6煤同样采用负煤柱保护层开采技术,有效避免了因6煤开采留设煤柱而4煤开采引起的应力集中(图11b)。

生产实践中,将巷道由原异形调整为拱形,采用U型钢支护;将原日推进1 m、且在预测危险区停采调整为以2.4 m/d匀速推进,研究前后的巷道支护效果如图12所示。

图11 负煤柱巷道布置现场应用
Fig.11 In-site application of gateway layout with negative coal pillar

图12 巷道布置与冲击地压防治前后巷道支护效果对比
Fig.12 Supporting effect comparisonof roadway layout and impact pressure control before and after

1411工作面正在回采,由于1411回风巷布置于采空区边缘下方,应力环境得到大幅改善,目前生产中未发生片帮、底鼓和冲击地压事故。使用圆图压力自记仪监测1411工作面回风巷道超前支柱压力,十字观察法监测巷道变形,结果如图12c所示。

回风巷顶板应力维持在1.4 MPa左右且较稳定,没有表现出常规放顶煤巷道顶板压力随超前距离的增大先增加再减小的规律,因为该巷道位于搭接处下方,应力主要来源于采空区堆积矸石的压力,避免了超前及固定支承压力影响。

实际生产方面,工作面间留7 m小煤柱时平均日推进速度1 m,并且在上巷仍然有较大影响的冲击地压事件的发生;工作面开始采用“负煤柱”巷道布置回采,日推进速度可达2.4 m,且上巷没有发生影响生产的冲击地压事件,并且通过井下实际观测,采空区下布置的1411工作面回风巷的维护状况要好于之前留7 m煤柱的情况,采用U型钢被动支护的情况下,巷道几乎没有出现变形。

经济效益方面,工作面日推进度由1 m增加到2.4 m,带来的经济效益累计达到9.7亿元;工作面间无煤柱每米巷道可减少煤柱损失面积124 m3,端头与巷道不放顶煤损失67.2 m3,共计191.2 m3,也即在不采取任何额外投入的情况下,获得回采经济为3.6亿元;巷道支护采用U型钢重复应用,降低支护成本400余万元。

综上,在不考虑冲击地压全套被动防治投入、巷道破坏返修成本、降低自然发火防治投入与设备防滑措施等内容,近三年华丰煤矿在效率、采出率、降低支护成本等方面用取得了重大突破。

4 结 论

1)研究得出巨厚砾岩断裂运动与埋藏深是华丰煤矿4煤冲击地压发生的动力能量来源;在高应力作用下,留煤柱开采形成“煤柱型”冲击地压;倾角是造成上巷冲击地压发生的主要原因。因此,概括为构造、深埋、留煤柱型大倾角冲击地压类型。

2)提出冲击地压煤层“负煤柱”开采理念,发现其承载仅仅与垮落带高度有关,摆脱了巷道承载与埋深有关的常识性束缚,实现了《煤矿安全规程》中有关“冲击地压煤层采空区不得留设保护煤柱”的规定,突破了“巷道应布置在应力集中圈外”实际要求留设大尺寸煤柱的规定,对我国普遍面临的深部开采具有重要意义;另外,发现“负煤柱”开采覆岩移动特点,为进一步优化保护层开采提供理论基础。

3)提出无煤柱开采保护层的新方法,可实现被保护层充分、连续卸压,改善了现有保护层开采被保护层不连续、卸压效果有限以及煤柱对应高危险区的现状,突破了《煤矿安全规程》有关“未保护煤层采取卸压措施”的规定。

4)现场实测结果表明: 1411工作面进风巷顶板应力稳定在1.4 MPa左右,验证了该巷道不受超前及侧向支承压力影响;工作面日推进速度提升至2.4 m/d,巷道变形得到控制,支护效果明显,取得了极大的经济效益。

致谢:本论文受到国家重点基础研究发展计划(973计划)重大项目“煤炭深部开采中的动力灾害机理与防治基础研究(2010CB226800)”资助,在近8年的研究中得到新汶矿业集团有限责任公司、华丰煤矿领导与技术人员的大力支持,在此一并表示衷心感谢。

参考文献:

[1] 窦林名,何学秋.冲击地压防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001.

[2] 冯飞胜,成云海,孙振平,等.基于覆岩空间结构理论的矿压特征分析及应用[J].中国安全生产科学技术,2014,10(9):36-41. FENG Feisheng,CHENG Yunhai,SUN Zhenping,et al.Prediction and application of underground pressure feature based on overlying strata spatial structures theory[J].Journal of Safety Science and Technology,2014,10(9):36-41.

[3] 姜耀东,赵毅鑫.我国煤矿冲击地压的研究现状:机制、预警与控制[J].岩石力学与工程学报,2015,34(11):2188-2204. JIANG Yaodong,ZHAO Yixin.State of the art:investigation on mechanism,forecastand control of coal bumps in China[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2015,34(11):2188-2204.

[4] 杨随木,张宁博,刘 军,等.断层冲击地压发生机理研究[J].煤炭科学技术,2014,42(10):6-9,27. YANG Suimu,ZHANG Ningbo,LIU Jun,et al.Research on mechanism of fault rock burst[J].Coal Science and Technology,2014,42(10):6-9,27.

[5] 齐庆新,李晓璐,赵善坤.煤矿冲击地压应力控制理论与实践[J].煤炭科学技术,2013,41(6):1-5. QI Qingxin,LI Xiaolu,ZHAO Shankun.Theory and practices on stress control of mine pressure bumping[J].Coal Science and Technology,2013,41(6):1-5.

[6] 李少刚.综放采场覆岩大结构移动规律及失稳冲击灾害防治研究[D].青岛:山东科技大学,2006.

[7] 王志强,郭晓菲,高 运,等.华丰煤矿覆岩离层注浆减沉技术研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(S1):3249-3255. WANG Zhiqiang,GUO Xiaofei,GAO Yun,et al.Study of grouting technology of overburden-separation to reduce ground subsidence in Huafeng Coal Mine[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(S1):3249-3255.

[8] 王志强,范新民,赵景礼.一种采场覆岩离层的注浆减沉方法:中国,201310079476.4[P].2013-07-24.

[9] 王志强,郭晓菲,高 运,等.华丰煤矿覆岩离层注浆减沉技术研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(S1):3249-3255. WANG Zhiqiang,GUO Xiaofei,GAO Yun,et al.Study of grouting thchnology of overburden separation to reduce ground subsidence in Huafeng Coal Mine[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(S1):3249-3255.

[10] 俞启香,程远平,蒋承林,等.高瓦斯特厚煤层煤与卸压瓦斯共采原理及实践[J].中国矿业大学学报,2004,33(2):127-131. YU Qixiang,CHENG Yuanping,JIANG Chenglin,et al.Principles and applications of exploitation of coal and pressure relief gas in thick and higher gas seams[J].Journal of China University of Mining and Technology,2004,33(2):127-131.

[11] 程远平,俞启香,袁 亮,等.煤与远程卸压瓦斯安全高效共采试验研究[J].中国矿业大学学报,2004,33(2):132-136. CHENG Yuanping,YU Qixiang,YUAN Liang,et al.Experimental research of safe and highly efficient exploitation of coal and pressure relief gas in long distance[J].Journal of China University of Mining and Technology,2004,33(2):132-136.

[12] 国家煤矿安全监察局.国有煤矿瓦斯治理规定[M].北京:煤炭工业出版社,2005.

[13] 国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社,2009.

[14] 王存文,姜福兴,王 平,等.煤柱诱发冲击地压的微震事件分布特征与力学机理[J].煤炭学报,2009,34(9):1169-1173. WANG Cunwen,JIANG Fuxing,WANG Ping,et al.Microseismic events distribution characteristics and mechanical mechanisms of rock bursting induced by a coalpillar[J]Journal of China Coal Society,2009,34(9):1169-1173.

[15] 缪协兴,孙 海,吴志刚.徐州东部软岩矿区冲击地压机理分析[J].岩石力学与工程学报,1999,18(4):428-431. MIAO Xiexing,SUN Hai,WU Zhigang.Analysis of the mechanism of rock burst in the soft rock mining area in easternXuzhou[J].Journal of Rock Mechanics and Engineering,1999,18(4):428-431.

[16] BODZIONY J,LAMA R D.Sudden outbursts of gas and coal in underground coal mines[R].ACARP, 1996:309-311.

[17] HALBAUM H W. Discussion of J Gerrard’s paper,“Instantaneous outbursts”[J]. Trans Inst Min Engrs, 1989,18:258-265.

[18] BRIGGS H.Characteristics of outbursts of gas in mines[J]. Trans Instn Min Engrs,1920,61:119-146.

[19] LOIRET J, Laligant G.Review of facts and observations egulations for mines with outbursts[R]. 1923: 24.

[20] PESCOD R. Rock bursts in the western portions of the South Wales Coalfield[J].Trans Instn Min Engrs,1948,107:512-549.

[21] SKOCHINSKI A A.Modern concepts of the nature sudden outbursts of gas and coal and control techniques[J].Ugol,1954,7:4-10.

[22] BYKOV L N. Theory and practice of control of outbursts of gas and coal in mines[J].Ugol,1958,4:14-19.

[23] HARGRAVES A J.Instantaneous outbursts of coal and gas:a review[J].Proc Australas Inst Min Metal,1983,285:1-37.

[24] 周世宁,林柏泉.煤层瓦斯赋存及流动规律[M].北京:煤炭工业出版社,1998:14-16,69.

[25] 于不凡.煤和瓦斯突出机理[M].北京:煤炭工业出版社,1985.

[26] 乔建永,王志强,赵景礼.一种应用区域动力规划控制矿井动力能量来源的方法[P].中国专利:ZL 2012102259100.2014-08-20.

[27] 史元伟著.采煤工作面围岩控制原理和技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[28] 乔建永,王志强,赵景礼.无煤柱采煤方法在下保护层开采中的应用:ZL 201310167178.0[P].2015-08-12.